CN108176517B - 一种重晶石矿石的选矿工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种重晶石矿石的选矿工艺。该工艺包括如下步骤：将‑2mm的原矿用球磨机进行磨矿；将磨矿后产品用1mm筛子进行筛分；将小于1mm的产品进行一次粗选、五次精选，粗选和精选I的尾矿精尾I合到一起作为最终尾矿；精选II、精选III、精选IV、精选V的尾矿分别为精尾II、精尾III、精尾IV、精尾V；将精选V得到的精矿过滤后，用H2SO4重新调浆，进行酸浸，酸浸后进行洗涤、过滤、即可得到高品位、高比重的合格重晶石精矿。有益效果：本发明先采用浮选工艺将重晶石、毒重石与石英等脉石矿物分离，获得品位较高的重晶石和毒重石的混合精矿，再采用酸浸工艺，将混合精矿中的BaCO3转化为BaSO4，可获得BaSO4含量较高、同时可达到重晶石精矿比重要求的合格产品。

Description

一种重晶石矿石的选矿工艺
技术领域
本发明属于选矿技术领域，特别涉及一种重晶石矿石的选矿工艺。
背景技术
重晶石是一种很重要的非金属矿物原料，其主要成分为BaSO4，纯重晶石显白色、有光泽，由于杂质及混入物的影响也常呈灰色、浅红色、浅黄色等。重晶石以其独特的物理化学性质，广泛应用于石油、化工、填料、建筑等行业。其中80％以上用于石油钻井工业的泥浆加重剂，作为加重剂其比重应>4.2g/cm3。
重晶石选矿方法的选择受矿石类型、原矿性质、矿山规模，以及用途等的影响。一般残积型矿石容易选，因此，优先选用重选方法；沉积型矿石以及与硫化矿、萤石等伴生的热液型矿石，除重选外，还要采用浮选方法。尤其对于重晶石与毒重石共生的矿石，由于表面性质相似，很难采用单一浮选、重选的方法将重晶石与共生的毒重石分离，直接影响重晶石精矿产品的品位以及比重。因此，有必要提出有效的技术方案，解决上述问题。
发明内容
为克服上述现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种重晶石矿石的选矿工艺。采用该工艺可获得BaSO4含量较高、同时可达到重晶石精矿比重要求的合格产品。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：
一种重晶石矿石的选矿工艺，包括如下步骤：
步骤1，磨矿：将-2mm的原矿用球磨机进行磨矿；
步骤2，筛分：将磨矿后产品用1mm筛子进行筛分；
步骤3，浮选：步骤2中小于1mm的产品进行一次粗选、五次精选，粗选和精选Ⅰ的尾矿精尾Ⅰ合到一起作为最终尾矿；精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ、精选V的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾Ⅳ、精尾V；
步骤4，酸浸：将精选V得到的精矿过滤后，用H2SO4重新调浆，进行酸浸，酸浸后进行洗涤、过滤、即可得到高品位、高比重的合格重晶石精矿。
进一步的，所述原矿为重晶石与毒重石共生的矿石。
进一步的，所述步骤1中，磨矿产品-0.074mm含量为80％。
进一步的，以原矿计,所述步骤3中，进行粗选时依次加入碳酸钠1000g/t，硅酸钠750g/t，油酸钠900g/t；进行精选Ⅰ时加入硅酸钠290g/t；进行精选Ⅱ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅲ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅳ时加入硅酸钠250g/t，油酸钠30g/t；进行精选V时不再添加药剂。
进一步的，以原矿计，所述步骤4中，H2SO4用量为120kg/t。
进一步，在所述步骤3中，精尾Ⅱ返回精选Ⅰ，精尾Ⅲ返回精选Ⅱ，精尾Ⅳ返回精选Ⅲ；精尾V返回精选Ⅳ。
有益效果：本发明针对含有毒重石的矿石，先采用浮选工艺将重晶石、毒重石与石英等脉石矿物分离，获得品位较高的重晶石和毒重石的混合精矿，再采用酸浸工艺，将混合精矿中的BaCO3转化为BaSO4，可获得BaSO4含量较高、同时可达到重晶石精矿比重要求的合格产品。
附图说明
图1为本发明一种重晶石矿石的选矿工艺闭路试验流程图；
图2为对比例1的重选—浮选选矿工艺试验流程图；
图3为对比例2的单一浮选选矿工艺试验流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明一种重晶石矿石的选矿工艺进行详细说明，很显然，所描述的实施例是本发明的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得其他实施例，都属于本发明的保护范围。
实施例1
本实施例采用的矿石矿物组成主要为重晶石、毒重石、方解石、石英，少量萤石、碳质物，微量云母、绿泥石、黄铁矿等。对矿石薄片镜下观察测得重晶石含量74％，毒重石7％，方解石8％，石英6％，萤石2％，碳质物3％。重晶石与毒重石或方解石、石英等嵌布在一起，共生关系密切；碳质物呈尘点状分布矿物颗粒间，或呈细脉状分布裂隙中，分布不均匀。通过分析，该矿石含BaSO4 74.22％，BaCO3 5.14％。
对该矿石进行系统的工艺条件优化试验，在获得的最优条件基础上进行闭路试验，如图1所示，包括如下步骤:
步骤1，磨矿：将-2mm的原矿用球磨机进行磨矿，磨矿产品-0.074mm含量80％；
步骤2，筛分：将磨矿后产品用1mm筛子进行筛分；
步骤3，浮选：步骤2中小于1mm的产品进行一次粗选、五次精选，粗选和精选Ⅰ的尾矿精尾Ⅰ合到一起作为最终尾矿；精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ、精选V的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾Ⅳ、精尾V。
步骤4，酸浸：将精选V得到的精矿过滤后，用H2SO4重新调浆，进行酸浸，酸浸后进行洗涤、过滤、即可得到高品位、高比重的合格重晶石精矿。
作为本发明的一个实施例，以原矿计,所述步骤3中，进行粗选时依次加入碳酸钠1000g/t，硅酸钠750g/t，油酸钠900g/t；进行精选Ⅰ时加入硅酸钠290g/t；进行精选Ⅱ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅲ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅳ时加入硅酸钠250g/t，油酸钠30g/t；进行精选V时不再添加药剂。
在本发明中，碳酸钠的使用以及碳酸钠的用量对本发明来说是重要的。表1为NaCO3用量试验结果表。如表1所示，在弱碱性矿浆中重晶石浮选效果较好；在中性矿浆中浮选，重晶石回收率低，在尾矿中流失率高。碳酸钠用量1000g/t，重晶石浮选指标略好于碳酸钠用量500g/t。因此，本发明选择碳酸钠用量1000g/t。
表1 NaCO3用量试验结果表
本发明中，抑制剂硅酸钠的使用是重要的。表2为抑制剂种类对浮选结果的影响表。由表2可看出，单用硅酸钠浮选效果较好。精矿中TBaSO4品位及回收率均较高，在尾矿中流失率较低。
表2抑制剂种类对浮选结果的影响表
本发明中，捕收剂油酸钠是重要的，对温度适应性强，选择性好，水溶性好，在矿浆中易扩散。表3为捕收剂用量试验结果表。如表3所示，捕收剂用量900g/t时，TBaSO4回收指标较好。
表3捕收剂用量试验结果表
作为本发明的一个实施例，以原矿计，所述步骤4中，H2SO4用量为120kg/t。
作为本发明的一个实施例，在所述步骤3中，精尾Ⅱ返回精选Ⅰ，精尾Ⅲ返回精选Ⅱ，精尾Ⅳ返回精选Ⅲ；精尾V返回精选Ⅳ。
作为本发明的一个实施例，所述酸浸为用硫酸或盐酸浸出浮选精矿。优选的，用硫酸浸出浮选精矿。所述酸浸工艺具体为：硫酸用量120kg/t，浸出时间选择2h。
浮选—酸浸工艺试验结果如表4所示。
表4浮选—酸浸工艺试验结果
由浮选—酸浸工艺试验结果看出：通过浮选，BaSO4品位由74.22％富集到84.58％，浮选精矿BaSO4回收率88.27％；再进行酸浸工艺，BaSO4品位提高至93.79％，酸浸作业回收率99.80％，酸浸精矿比重4.3g/cm3。浮选—酸浸总回收率88.09％。
本发明一种重晶石矿石的选矿工艺，针对的矿石为重晶石与毒重石或方解石、石英等嵌布在一起，共生关系密切；碳质物呈尘点状分布矿物颗粒间，或呈细脉状分布裂隙中，分布不均匀，该类矿石采用单一重选、浮选工艺很难将重晶石与毒重石分离。本发明一种重晶石矿石的选矿工艺，该工艺包括将破碎后的矿石进行磨矿，磨矿后的矿浆先进行筛分，小于1mm部分进行浮选，经过一次粗选、五次精选，获得品位较高的重晶石和毒重石的混合精矿，再采用酸浸工艺，将混合精矿中的BaCO3转化为BaSO4,可获得BaSO4含量较高、同时可达到重晶石精矿比重要求的合格产品，提高了矿石的综合利用价值。
对比例1
对比例1是将实施例1采用的矿石矿物进行重选精矿浮选，图2为对比例1的重选—浮选选矿工艺试验流程图；在磨矿细度为-0.074mm占80％条件下，重选精矿经浮选后精矿TBaSO4含量为86.91％，回收率为86.98％。重晶石重选富集效果不好，重选后浮选在浮选精矿中品位没有明显改善。
对比例2
对比例2是将实施例1采用的矿石矿物进行单一浮选选矿，图3为对比例2的单一浮选选矿工艺试验流程图；浮选精矿BaSO4品位达不到重晶石精矿品级要求。
试验例1
A矿石：矿物组成主要为重晶石、毒重石、方解石、石英，少量萤石、碳质物，微量云母、绿泥石、黄铁矿等。对矿石薄片镜下观察测得重晶石含量74％，毒重石7％，方解石8％，石英6％，萤石2％，碳质物3％。重晶石与毒重石或方解石、石英等嵌布在一起，共生关系密切；碳质物呈尘点状分布矿物颗粒间，或呈细脉状分布裂隙中，分布不均匀。根据矿石矿物组成及结构构造确定该矿石的自然类型为含毒重石重晶石矿石。
原矿A矿石的化学分析结果见表5。
表5 A矿多元素及主要矿物成分分析结果
成分 BaSO<sub>4</sub> BaCO<sub>3</sub> CaF<sub>2</sub> CaCO<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
含量(％) 74.22 5.14 2.50 6.36 5.55 0.50
成分 CaO Fe S C MgO
含量(％) 3.24 0.47 9.26 2.57 1.77
重晶石与毒重石物理性质极为相似，化学性质则不同。采用单一浮选方法，很难使2种矿物分离。根据矿石性质，试验采用浮选-酸浸联合工艺处理该矿石。A矿石经浮选富集后精矿重晶石含量为84.58％，回收率为88.27％；浮选精矿经酸浸后重晶石含量为93.79％，回收率为99.80％；浮选—酸浸工艺重晶石总回收率为88.09％，获得了较理想试验指标。
浮选精矿主要成分分析结果见表6，酸浸精矿主要成分分析结果见表7。
表6浮选精矿矿主要成分分析结果
成分 BaSO<sub>4</sub> BaCO<sub>3</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub> CaO TFe
含量(％) 84.58 5.32 0.05 1.33 3.48 0.96
表7酸浸精矿矿主要成分分析结果
成分 BaSO<sub>4</sub> BaCO<sub>3</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub> CaO TFe
含量(％) 93.79 0.36 0.05 1.45 0.81 0.36
针对矿石性质，试验采用浮选—酸浸联合工艺，浮选富集后的精矿，经过酸浸进一步提高精矿重晶石品位。A矿石在浮选作业，经过5次精选，精矿重晶石含量为84.58％；浮选精矿经酸浸除杂提纯，精矿重晶石品位达93.79％，比重为4.3g/cm3，获得了达到品级的重晶石精矿。
试验例2
B矿石：矿物组成主要有重晶石、毒重石、方解石、石英，少量萤石等。岩矿测得矿石重晶石含量57％，毒重石18％，方解石11％，石英12％，萤石2％。根据矿石矿物组成及结构构造确定该矿石的自然类型为含毒重石重晶石矿石。
原矿B矿石的化学分析结果见表8。
表8 B矿主要成分分析结果
成分 BaSO<sub>4</sub> BaCO<sub>3</sub> CaF<sub>2</sub> CaCO<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub>
含量(％) 56.36 17.34 2.19 6.63 15.19
B矿石经浮选富集后，浮选开路精矿含重晶石达69.80％，回收率为91.96％；浮选精矿经酸浸除杂及毒重石转化为重晶石，酸浸后精矿重晶石含量达94.83％，比重4.35g/cm3，也可以获得达到品级的重晶石精矿。
本发明可用其他的不违背本发明的精神或主要特征的具体形式来概述。因此，无论从哪一点来看，本发明的上述实施方案都只能认为是对本发明的说明而不能限制本发明，权利要求书指出了本发明的范围，而上述的说明并未指出本发明的范围，因此，在与本发明的权利要求书相当的含义和范围内的任何改变，都应认为是包括在本发明的权利要求书的范围内。

Claims (3)

1.一种重晶石矿石的选矿工艺，其特征在于，包括以下步骤：
步骤1，磨矿：将-2mm的原矿用球磨机进行磨矿；所述原矿为重晶石与毒重石共生的矿石；
步骤2，筛分：将磨矿后产品用1mm筛子进行筛分；
步骤3，浮选：步骤2中小于1mm的产品进行一次粗选、五次精选，分别是粗选Ⅰ、精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ和精选Ⅴ，粗选Ⅰ和精选Ⅰ的尾矿精尾Ⅰ合到一起作为最终尾矿；精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ、精选Ⅴ的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾Ⅳ、精尾Ⅴ；
以原矿计,所述步骤3中，进行粗选时依次加入碳酸钠1000g/t，硅酸钠750g/t，油酸钠900g/t；进行精选Ⅰ时加入硅酸钠290g/t；进行精选Ⅱ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅲ时加入硅酸钠250g/t；进行精选Ⅳ时加入硅酸钠250g/t，油酸钠30g/t；进行精选Ⅴ时不再添加药剂；其中精尾Ⅱ返回精选Ⅰ，精尾Ⅲ返回精选Ⅱ，精尾Ⅳ返回精选Ⅲ；精尾Ⅴ返回精选Ⅳ；
步骤4，酸浸：将精选Ⅴ得到的精矿过滤后，用H2SO4重新调浆，进行酸浸，酸浸后进行洗涤、过滤、即可得到高品位、高比重的合格重晶石精矿。
2.如权利要求1所述的一种重晶石矿石的选矿工艺，其特征在于：所述步骤1中，磨矿产品-0.074mm含量为80％。
3.如权利要求1所述的一种重晶石矿石的选矿工艺，其特征在于：以原矿计，所述步骤4中，H2SO4用量为120kg/t。
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